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摘 要本设计为葛泉煤矿0.9Mt/a新井设计。共分7章：1.井田地质概况；2.井田开拓；3.大巷运输及设备；4.采区布置及装备；5.矿井通风与安全；6.矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型；7.环境保护。葛泉井田位于河北省邢台地区。井田境界位：西北以F5断层为界，西与凤凰山煤矿相邻，南与南屯井田相连，东北及东部分别以2号煤、9号煤煤层尖灭区为界。井田东西走向约3.8km、南北走向约6.6km，面积15.2km2。采区煤层倾角520。矿井工业储量为6949万t，可采储量5478万t。矿井正常涌水量为150m3/h，最大涌水量为300m3/h。该矿瓦斯绝对涌出量为2.77m3/min，相对涌出量为1.84m3/t，为低瓦斯矿井。矿井为立井单水平开拓，矿井主井采用箕斗提煤，副井采用罐笼作为辅助提升。矿井前期通风方式为中央并列式通风，后期为分区式通风。矿井主运输为胶带运输，辅运为柴油机卡轨车运输。工作面采用长壁采煤法，面长150m，采煤工艺为综采放顶煤。矿井年工作日为330d，每天净提升时间18h。矿井工作制度采用“四六”制，三班生产、一班准备。关键词：立井，井田开拓，箕斗，综采放顶煤，中央并列式通风AbstractThis design is Gequan mine 0.9Mt / a new well design. Is divided into seven chapters: . 1 Mine geology; 2 Ida explore; 3 roadway transportation and equipment; 4 mining area layout and equipment; 5 mine ventilation and safety; 6 Mine, transportation, drainage, compressed air equipment selection; 7 environmental protection.Ida Gequan Xingtai in Hebei Province. Ida realm spaces: F5 fault-bounded to the northwest, west and adjacent to the Phoenix Mountain Mine, South and Nam Theun Ida connected to the northeast and east, respectively, on the 2nd of coal, coal seam pinch the 9th district is bounded. Ida east-west approximately 3.8km, from north to south about 6.6km, area 15.2km2. Coal mining area inclination 5 20 . Industrial reserves of 69.49 million mine t, recoverable reserves of 54.78 million t. Mine water inflow is normal 250m3 / h, the maximum water inflow is 500m3 / h. Mine gas emission quantity is absolutely 2.77m3/min, relative Emission of 1.84m3 / t, for the low gas mine.Mine is a single horizontal shaft exploration, mine main shaft using skip mentioning coal, auxiliary shaft using cage as a secondary upgrade. Mine Ventilation early for the central parallel ventilation, ventilation late for the partition. Mine is the main transport tape transport. Face longwall mining method, face long 150m, mining process is mechanized mining caving. Mine was working for the 330d, 18h daily net lifting time. Mine working system using forty-six system, three shifts of production, class preparation.Keywords: vertical shaft, Ida development, skip, mechanized caving, central parallel ventilati2目 录第1章 矿井地质概况11.1 矿井位置及交通11.1.1 交通位置11.1.2 地形地貌11.1.3 气象与及水文情况21.1.4矿区概况21.2 矿井地质特征31.2.1 地层31.2.2 含煤地层51.2.3 构造51.3 矿体赋存特征及开采技术条件101.3.1 煤层及煤质101.3.2 瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温情况121.3.3 水文地质121.4 水文地质条件评价14第2章 井田开拓162.1 矿（井）田境界及储量162.1.1 井田境界162.1.2 资源/储量162.2 矿井设计生产能力及服务年限182.2.1 矿井工作制度182.2.2 矿井设计生产能力182.2.3 矿井设计服务年限192.3 井田开拓192.3.1 工业场地及井口位置选择192.3.2 井筒形式的确定202.3.3 井筒数目的确定202.3.4 井田内划分及开采顺序212.3.5 开采水平的划分及水平标高确定222.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置222.4 井筒222.4.1 井筒断面设计222.4.2 井筒参数确定24井筒装备252.4.3 井筒施工方法及井壁结构262.5 井底车场262.5.1 井底车场形式选择及硐室布置262.5.2 井底车场线路设计272.5.3 井底车场通过能力272.5.4 井底车场巷道断面选择和工程量计算282.6 方案比较、确定开拓系统30第3章 大巷运输及设备343.1 大巷运输方式选择343.1.1 大巷煤炭运输方式选择343.1.2 大巷辅助运输方式选择343.2 矿车353.2.1 矿车选型353.2.2 井巷铺轨363.3 运输设备选型363.3.1 带式输送机选型363.3.2 电机车选型37第4章 采区布置及装备384.1采区布置384.1.1 采区的划分384.1.2 移交生产和达到设计能力时的盘区位置、数目384.1.3 首采区特征394.1.4采区巷道的布置404.1.5. 采区巷道断面设计414.2 采煤方法454.2.1采煤方法的选择454.2.2. 采煤工艺474.2.3 工作面设备确定484.2.4 采煤工作面劳动组织494.3 巷道掘进与掘进机械化504.4 技术经济指标分析51第5章 通风与安全535.1 拟定矿井通风系统535.2 计算矿井总风量545.3 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算595.4 矿井通风设备的选型655.5 计算矿井通风等积孔665.6 概算矿井通风费用675.7 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施695.8 矿井下安全避险“六大系统”71第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型736.1 矿井提升设备选型736.1.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料736.1.2 提升设备的选型计算736.2 运输设备选型806.3 排水设备896.3.1 设计依据906.3.2 设备选型906.4 压缩空气设备90第7章 环境保护927.1 环境现状927.2 主要污染源及污染物927.3 资源开发对生态环境影响与评价937.3.1 开采沉陷损害影响预测分析937.3.2开采沉陷对耕地损害的预计评价937.3.3开采对建（构）筑物的损害947.3.4 开采对水资源的破坏影响957.3.5 开采对矿区大气环境的影响957.3.6 开采可能引起的地质灾害的预测957.4 资源开采环境损害的控制与生态重建967.4.1控制开采引起地表建筑设施的开采方法967.4.2 开采引起环境损害的控制方法与土地复垦及生态重建967.4.3 开采引起的水资源的损害的控制方法967.4.4 矿区资源开采引起大气污染的措施与方法987.5 矿区环境保护与生态重建投资估算987.6 主要结论98致 谢100参考文献1013摘 要本设计为葛泉煤矿 0.9Mt/a 新井设计。共分 7 章：1.井田地质概况；2.井田开拓；3.大巷运输及设备；4.采区布置及装备；5.矿井通风与安全；6.矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型；7.环境保护。葛泉井田位于河北省邢台地区。井田境界位：西北以 F5断层为界，西与凤凰山煤矿相邻，南与南屯井田相连，东北及东部分别以 2 号煤、9 号煤煤层尖灭区为界。井田东西走向约 3.8km、南北走向约 6.6km，面积 15.2km2。采区煤层倾角 520。矿井工业储量为 6949 万 t，可采储量 5478 万 t。矿井正常涌水量为 150m3/h，最大涌水量为300m3/h。该矿瓦斯绝对涌出量为 2.77m3/min，相对涌出量为 1.84m3/t，为低瓦斯矿井。矿井为立井单水平开拓，矿井主井采用箕斗提煤，副井采用罐笼作为辅助提升。矿井前期通风方式为中央并列式通风，后期为分区式通风。矿井主运输为胶带运输，辅运为柴油机卡轨车运输。工作面采用长壁采煤法，面长 150m，采煤工艺为综采放顶煤。矿井年工作日为 330d，每天净提升时间 18h。矿井工作制度采用“四六”制，三班生产、一班准备。关键词：立井，井田开拓，箕斗，综采放顶煤，中央并列式通风AbstractThis design is Gequan mine 0.9Mt / a new well design. Is divided into seven chapters: . 1 Mine geology; 2 Ida explore; 3 roadway transportation and equipment; 4 mining area layout and equipment; 5 mine ventilation and safety; 6 Mine, transportation, drainage, compressed air equipment selection; 7 environmental protection.Ida Gequan Xingtai in Hebei Province. Ida realm spaces: F5 fault-bounded to the northwest, west and adjacent to the Phoenix Mountain Mine, South and Nam Theun Ida connected to the northeast and east, respectively, on the 2nd of coal, coal seam pinch the 9th district is bounded. Ida east-west approximately 3.8km, from north to south about 6.6km, area 15.2km2. Coal mining area inclination 5 20 . Industrial reserves of 69.49 million mine t, recoverable reserves of 54.78 million t. Mine water inflow is normal 250m3 / h, the maximum water inflow is 500m3 / h. Mine gas emission quantity is absolutely 2.77m3/min, relative Emission of 1.84m3 / t, for the low gas mine.Mine is a single horizontal shaft exploration, mine main shaft using skip mentioning coal, auxiliary shaft using cage as a secondary upgrade. Mine Ventilation early for the central parallel ventilation, ventilation late for the partition. Mine is the main transport tape transport. Face longwall mining method, face long 150m, mining process is mechanized mining caving. Mine was working for the 330d, 18h daily net lifting time. Mine working system using forty-six system, three shifts of production, class preparation.Keywords: vertical shaft, Ida development, skip, mechanized caving, central parallel ventilati1前前 言言该说明书为冀中股份葛泉煤矿开采设计说明书，在所收集地质材料的前提下，由指导老师曹建涛老师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。本设计说明书从矿山的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的内容。同时说明书图文并茂，使设计的内容更容易被理解和接受。在设计过程中，得到了曹建涛老师和其他各位老师的详细指导以及同学们的悉心帮助，在此深表感谢。由于设计时间和本人能力有限，难免有错误和疏忽之处，望老师给予批评指正。一、设计依据一、设计依据1.西安科技大学采矿工程专业 2014 年毕业设计指导书 。2.国家煤矿安全监察局煤矿安全规程 。3.建设部颁发的煤炭工业矿井设计规范 ；国家建设强制性条文规定及有关规程、规范和标准和规定。二、设计指导思想二、设计指导思想严格遵守国家制定的各项有关煤炭工业安全、生产、设计、环保、建设程序等的法律、规章制度等，充分解放思想，认真分析葛泉煤矿的地形条件、地质条件、煤层条件、水文地质条件、开采技术条件和外部现状，充分利用当地的现有资源，体现矿井设计的集中化、机械化和技术经济的合理原则，结合实际情况，科学、合理地确定各个系统，因地制宜地积极采用先进的科学技术、先进的工艺、先进的设备和行之有效的操作方法，提高矿井的抗灾能力、经济效益、管理水平，在保证安全生产的前提下最大限度地降低矿井基建投资，把葛泉矿建设成系统简单、机械化程度高、安全保障能力强、高产高效的现代化矿井。三、设计的主要特点及主要技术经济指标三、设计的主要特点及主要技术经济指标1.矿井设计生产能力：90万t/a。2.结合矿井煤层赋存情况和开采技术条件，对矿井开拓、开采方式进行分析、比较2和论证，确定立井开拓和一次采全厚长壁综合机械化放顶煤采煤法，全部跨落法管理顶板。3.矿井工作制度：330天/年，井下采用四六工作制，三班采煤，一班准备，日提升时间18小时。4.矿井煤炭运输采用皮带运输，箕斗提升；辅助运输使用 600mm 轨距柴油机卡轨车车运输，罐笼提升。 设计人： 日期：20XX 年 6 月3目目 录录第 1 章 矿井地质概况.11.1 矿井位置及交通 .11.1.1 交通位置 .11.1.2 地形地貌 .11.1.3 气象与及水文情况 .21.1.4 矿区概况 .21.2 矿井地质特征 .31.2.1 地层 .31.2.2 含煤地层 .51.2.3 构造 .51.3 矿体赋存特征及开采技术条件 .101.3.1 煤层及煤质 .101.3.2 瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温情况 .121.3.3 水文地质 .121.4 水文地质条件评价 .14第 2 章 井田开拓.162.1 矿（井）田境界及储量 .162.1.1 井田境界 .162.1.2 资源/储量 .162.2 矿井设计生产能力及服务年限 .182.2.1 矿井工作制度 .182.2.2 矿井设计生产能力 .182.2.3 矿井设计服务年限 .192.3 井田开拓 .192.3.1 工业场地及井口位置选择 .1942.3.2 井筒形式的确定 .202.3.3 井筒数目的确定 .202.3.4 井田内划分及开采顺序 .212.3.5 开采水平的划分及水平标高确定 .222.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置 .222.4 井筒 .222.4.1 井筒断面设计 .222.4.2 井筒参数确定 .24井筒装备 .252.4.3 井筒施工方法及井壁结构 .262.5 井底车场 .262.5.1 井底车场形式选择及硐室布置 .262.5.2 井底车场线路设计 .272.5.3 井底车场通过能力 .272.5.4 井底车场巷道断面选择和工程量计算 .282.6 方案比较、确定开拓系统 .30第 3 章 大巷运输及设备.343.1 大巷运输方式选择 .343.1.1 大巷煤炭运输方式选择 .343.1.2 大巷辅助运输方式选择 .343.2 矿车 .353.2.1 矿车选型 .353.2.2 井巷铺轨 .363.3 运输设备选型 .363.3.1 带式输送机选型 .363.3.2 电机车选型 .37第 4 章 采区布置及装备.3854.1 采区布置 .384.1.1 采区的划分 .384.1.2 移交生产和达到设计能力时的盘区位置、数目 .384.1.3 首采区特征 .394.1.4 采区巷道的布置 .404.1.5. 采区巷道断面设计 .414.2 采煤方法 .454.2.1 采煤方法的选择 .454.2.2. 采煤工艺 .474.2.3 工作面设备确定 .484.2.4 采煤工作面劳动组织 .494.3 巷道掘进与掘进机械化 .504.4 技术经济指标分析 .51第 5 章 通风与安全.535.1 拟定矿井通风系统 .535.2 计算矿井总风量 .545.3 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 .595.4 矿井通风设备的选型 .655.5 计算矿井通风等积孔 .665.6 概算矿井通风费用 .675.7 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施 .695.8 矿井下安全避险“六大系统” .71第 6 章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型.736.1 矿井提升设备选型 .736.1.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料 .736.1.2 提升设备的选型计算 .736.2 运输设备选型 .8066.3 排水设备 .896.3.1 设计依据 .906.3.2 设备选型 .906.4 压缩空气设备 .90第 7 章 环境保护.927.1 环境现状 .927.2 主要污染源及污染物 .927.3 资源开发对生态环境影响与评价 .937.3.1 开采沉陷损害影响预测分析 .937.3.2 开采沉陷对耕地损害的预计评价 .937.3.3 开采对建（构）筑物的损害 .947.3.4 开采对水资源的破坏影响 .957.3.5 开采对矿区大气环境的影响 .957.3.6 开采可能引起的地质灾害的预测 .957.4 资源开采环境损害的控制与生态重建 .967.4.1 控制开采引起地表建筑设施的开采方法 .967.4.2 开采引起环境损害的控制方法与土地复垦及生态重建 .967.4.3 开采引起的水资源的损害的控制方法 .967.4.4 矿区资源开采引起大气污染的措施与方法 .987.5 矿区环境保护与生态重建投资估算 .987.6 主要结论 .98致 谢.100参考文献.1011第 1 章 矿井地质概况1.1 矿井位置及交通1.1.1 交通位置葛泉矿井位于沙河市下解村、曹章村、小油村、大油村一带，属大油村乡及葛泉乡管辖。东距京广铁路褡裢站 10km，北距邢台市约 18km。本矿井与京广铁路相临，公路交通四通八达，交通相当便利。交通位置图 111。图图 1-1-1 交通位置示意图交通位置示意图1.1.2 地形地貌综观本区地势，南高北低，西高东低，地表标高介于+190m+92m 之间。南部为冰渍垄岗地形，北部为沙河河床。皇寺上马庄赵古庄西黄村张安北尹支江白塔皇台底大贾乡龙化李村喉咽大油村洛阳留客西葛泉西毛村北高岗南高田村高村青介西里东韩东南张东薛屯邵屯南大树石相旧周岭南南石门会宁官庄南大郭太子井羊范十里亭綦村沙河城白塔新城东汪贾宋祝村豫让桥大屯永福庄西固城东郭村任县南和邢台市河郭阎里东坚固京深高速京广线图1 交 通 置 示 意 图21.1.3 气象与及水文情况本区历年最高气温为 42，历年最低气温为-21，年平均气温为 18左右。本区年降雨量在 300600mm 之间，且集中在 7、8、9 三个月，年蒸发量一般为16002000mm 之间。冻结期为 11 月至次年 2 月，最大冻土深度为 0.44m，最大积雪厚度 150mm。年最多风向为东南风，历年最大风速 18m/s。1.1.4 矿区概况(1) 河流区内有一条季节性河流沙河，流经本井田中北部,约占井田开采区面积的一半，河水流向为西北至东南，沙河原为长年流水，地叉分合无常，因上游朱庄水库建成蓄水，故成季节性河流， （本设计未考虑开采对河流的影响） 。(2) 矿区开发情况目前葛泉矿井井田范围内尚无地方煤矿开采，历史上也未发现有老窑存在。自 1978年以来在本井田外围，先后兴建 12 个地方小煤矿（伍仲煤矿、福庆煤矿平乡煤矿、十里亭煤矿、平东煤矿、大油村乡煤矿、棉麻矿、老樊煤矿、路占生煤矿、维利煤矿、西葛泉乡煤矿、赵大学煤矿） ，生产能力除伍仲煤矿为 21 万 t/年外，其它均在 5 万 t/年左右。主要分布在井田北、西北及西南，主采 2 及 9 号煤层。(3) 矿区经济情况邢台沙河市煤炭储量丰富，煤炭开发作为该市支柱产业之一，较为发达，伴随采石、建材等矿业发展，带动其他行业发展，矿区劳动力主要从事工矿业生产及相关产业，部分人从事农业生产，沙河市经济较为发达。(4) 电源、水源工程供电电源取自葛泉矿井 35/6kV 变电站，电压等级 6kV。葛泉矿井现有 35/6kV 变电站一座，两回 35kV 电源均引自邢台电力公司所属的中关110kV 区域变电站。经与矿方协商，由矿方负责该矿井 35/6kV 变电站的增容改造，以满足本工程的施工及生产用电负荷。下组煤开采区工业场地内利用井筒检查孔补 30，抽取奥灰水做为水源井，经抽水试3验，q=2.3991L/sm。出水量大，且水质良好，可满足新建井生产生活用水。1.2 矿井地质特征1.2.1 地层 葛泉井田地表全为新生界地层所覆盖，根据钻孔揭露，井田内发育的地层由老至新依次为奥陶系中统马家沟组与峰峰组；石炭系中统本溪组、上统太原组；二叠系下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组以及第四系。现分组叙述如下：（1）奥陶系（O）奥陶系中统下马家沟组（O2x）按岩性可分为三段：下段（O2X1）：薄层、薄板状钙质页岩。厚 717m，一般 12m 左右。中段（O2x2）：含白云质和泥质角砾灰岩。厚 1778m，平均 47.50m。上段（O2x3）：灰岩与白云质角砾灰岩互层，局部夹薄层泥灰岩。厚 75110m，平均 95m。奥陶系中统上马家沟组（O2S）按岩性可分为三段：下段（O2S1）：钙质泥岩、角砾白云灰岩和薄层泥灰岩。厚 1780m，一般 35m。中段（O2S2）：花斑状灰岩，夹 12 层角砾状灰岩，白云质灰岩与白云岩，纯灰岩。厚 59.39102.06m，一般 73.82m。上段（O2S3）：角砾状灰岩，厚层灰岩和纯质灰岩与白云质灰岩互层。厚76.5591.00m，一般 83.78m。奥陶系中统峰峰组（O2f）按岩性可分为三段：下段（O2f1）：岩性为泥质灰岩、白云质灰岩、含白云角砾状泥质灰岩、角砾状灰岩。厚 1482.63m，一般 47.95m。中段（O2f2）：厚层状、巨厚层状结晶灰岩、致密灰岩、局部夹泥质灰岩、底部为角砾岩。厚 66.81115.3m，平均 75.13m。4上段（O2f3）：主要为白云质角砾岩。厚 13.6225.87m，一般 21.07m。（2）石炭系（C）中石炭统本溪组（C2b）主要由泥岩、粉砂岩及石灰岩组成，夹不稳定薄煤层（10）及薄层中细粒砂岩。厚 9.7633.94m，平均 22.88m。与峰峰组为不整合接触。上石炭统太原组（C3t）井田主要含煤地层之一，由粉砂岩、中粒砂岩、石灰岩及煤层组成。发育灰岩 46 层，含煤 69 层。底部中砂岩为太原组与本溪组分界，与本溪组为整合接触。总厚 130.28181.00m，平均 153.74m。（3）二叠系（P）下二叠统山西组（P1S）为过渡相碎屑岩沉积，是井田又一主要含煤地层。由中细粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。该组中下部含煤 24 层。厚 44.187.65m，平均 59.53m。下二叠统下石盒子组（P1X）为泥岩、中细砂岩组成，在中部偏下两层中粗砂岩之间夹有一层铝土岩，最下一层通称“骆驼脖”砂岩，全区普遍发育，是一辅助对比标志。该组地层厚169.62191.12m，平均 183.76m。上二叠统上石盒子组（P2S）岩性以粉砂岩及砂质泥岩为主，夹数层中细粒含砂砾岩和铝土质泥岩。平均厚度260m 左右。（4）第四系（Q）本区覆盖于各时代地层之上，与各地层呈角度不整合接触。下更新生统(Q1)为河川冰期堆积物,又称底部冰碛卵砾层，总厚 15.10164.82m，一般厚 45m 左右。卵砾石直径 101000mm。中更新生统（Q2）由数层含细砾中粗砂组成，砂层之间夹薄层状砂质粘土。厚 3485m，区内保留厚10m 左右。5上更新生统（Q3）坡、洪、冲积物，由粘土、粉砂、卵砾石等组成，薄厚不一，且不连续。全新统（Q4）现代河床卵、砾石层及风成沙丘。厚度 40m 左右。1.2.2 含煤地层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组，次为石炭系中统本溪组。现自下至上分述如下（本设计主采 2#、9#煤）： 石炭系中统本溪组为井田次要含煤地层。本组上部由石灰岩夹煤层组成，石灰岩称之为本溪灰岩，全区分布稳定。所夹 10#煤层属极不稳定的局部可采煤层。顶部以深灰色粉砂质泥岩为主。本层中下部以铝土质泥岩及铝土质粉砂岩为主，夹中细砂岩。 石炭系上统太原组为本井田主要含煤地层之一。本层下段含 9#、8#二煤层。9#煤层为井田厚度最大，且较稳定的主要可采煤层，8#煤层为极不稳定的局部可采煤层。本层中段夹有 4 层灰岩及 6 层薄煤层。灰岩自下而上依次为大青、中青、伏青及野青灰岩，全区分布稳定。煤层自下而上依次为 7#、6#、5#、4#煤层。其中除 5#、7#煤层较稳定，属局部可采外，其余煤层均属不稳定到极不稳定的不可采煤层；本层上段为太原组次要含煤层段，其中下部夹 3#煤层，顶部夹 3上煤层，虽然这两煤层层位稳定，但厚度薄，因属不可采煤层。 二叠系下统山西组本层段下部含 1#、2#、2下三层煤，其中 2#煤分布稳定，为井田主要可采煤层。2下煤为局部可采煤层。1.2.3 构造葛泉矿属邯邢煤田中北段。邯邢煤田位于太行山东麓，华北盆地西缘，处于太行山隆起带与华北沉降区过渡地带，因此该煤田一方面受太行山隆起带的影响，曾经历长期的剥蚀过程，煤系仅赋存在相对下降的向斜或地堑之中。另一方面受华北断陷盆地的影响，新生代以来，该煤田也有不同程度的沉降，使整个煤田被掩盖在第四系之下。本区6地势西南高，东北低，地面标高介于+92+190m 之间，南部为垄岗地形，起伏较大，北部比较低平。葛泉井田地层走向为北东向，地层倾角在 342范围变化。井田北翼为下解向斜，南翼为大油村向斜，两向斜之间为曹章背斜，由他们共同组成葛泉复向斜。该复向斜内，次级向斜宽缓开阔，延伸较长，背斜狭窄低短，总的来说井田东北部褶皱形态清晰，地层产状稳定，井田西南部地层产状变化较大。9#煤采区位于大油村向斜 F13断层以北范围。该向斜北西翼地层倾角 15，南东翼为20。向斜枢纽方向为北东 40左右。其南端消失于 F4断层附近（设计图中因 F4断层较小未表示出来） ，北端延伸至 9#煤层露头，且有逐渐仰起消失之趋势，区内长度 4Km 以上。大油村向斜北西翼已被 F6断层切割，向斜形态不如北段清晰（见图 1-2-1） 。从 2#、9#煤层底板等高线整体形态看，9#采区为一单斜构造，为向斜的一翼。在向斜轴部附近地层较陡，最大倾角达 14。勘探区西部 F12、SF4断层附近地层倾角相对较缓，倾角在 5左右。本区构造简单，断层走向基本呈北东方向展布，规律性强，并且大断层相对较少，对井下开拓非常有利。而 2#采区相对复杂，开拓布局有些繁琐。三维地震对勘探区内共解释断层 11 条，全部是正断层。断层位置示意见图 1-2-2，主要断层特征见表 1-2-1：7图图 1-2-1 断层示意图断层示意图8葛泉矿葛泉矿 9 号煤开采区断层统计表号煤开采区断层统计表 表表 121断 层 面编号性质走向倾 向倾 角落 差(m)区内长度(m)位 置备 注F305正NSSE6015m320m测区南部，葛 53 孔以西 可靠，含水性差，F5正WENW7015-45m2200m井田西部边界可靠，含水性差F13正NESE7195m1500m南翼北部较可靠F201正NSSE6518m1600m北翼中部供参考F7正NESE7150-100m2800m南翼中部较可靠F12正WENW6570-120m2450m井田中部较可靠F117正NESE 3 要采取措施，顶煤中的夹矸总厚度不宜大于顶煤厚度的 10 15%。顶板岩性最理想的条件是基本顶 I、 II 级，直接顶有一定厚度，采空区不悬顶，冒落后松散体基本充满采空区。优点：有利于集中生产，单产高，巷道少，系统简单。对煤层厚度变化适应性强。减少了巷道掘进、材料消耗量。出煤点多，生产效率高。缺点：工作面断面小，不利于通风管理。煤尘大。回采工序较复杂且采出率较低。50煤层夹矸厚度大于顶煤厚度的 1015%时不利于放煤。根据采区煤层赋存条件，本区煤层厚平均 6.5m 左右，低瓦斯且无瓦斯积聚，采面通风压力不大，考虑到成本、效率，一采区采用一次采全高综采放顶煤开采方法，结合本区地质构造及顶板大青灰岩富水分布情况，适当调整，顶板管理为全部垮落法。工作面回采方式为后退式。4.2.2. 采煤工艺 初采和末采放煤工艺应用放顶煤开采的初期，在工作面收作前提前 10m 左右铺双层网停止放煤，应注意两个方面的问题：一是使撤架空间处于稳定的顶板条件之下，即选择合理的停采线位置；二是有效地防止后方矸石的窜入，即矸石应能够压住金属网。放煤步距考虑煤层厚度，结合顶板冒落和运动特点及顶煤破碎程度，本矿采用一采一放较为合理。放煤方式放煤方式主要包括放煤顺序和一次顶煤的放出量，并由此组成不同的放顶煤方式。本矿采用多轮、分段、顺序、等量放煤。将工作面分成 3 个段，段内同时开启相邻两个放煤口，每次放出二分之一的顶煤量，按顺序循环放煤，将该段的顶煤全部放完，然后再进行下一段的放煤。采煤工作面参数确定采煤工作面长度综采工作面的长度，受煤层厚度、工作面产量、煤层顶底板条件、构造、通风瓦斯情况的影响。根据本井田煤层开采技术条件，考虑到煤层及其顶、底板等情况，确定本矿井综采工作面长度为 150m。工作面连续推进长度根据本地区其它矿井煤层开采实践，结合工作面采煤机械化装备水平，并考虑瓦斯限产等因素，确定年推进度为 750m。 514.2.3 工作面设备确定 工作面设备技术参数工作面设备技术参数 表表 4-2-1序号名称型号技术参数1液压支架ZFS40001735支架高度 1.73.5m，中心距 1500mm，工作阻力 3920kN，重量 15.5t2工作面刮板机SGZ730220电机功率 2112 Kw，额定电压 660v，总长度 315m，输送量 1100 t/h3转载机SZB-730/90电机功率 315KW，额定输送能力 2000 t/h，额定电压 1140v4破碎机PEM100650额定输送能力 1100 t/h,装机功率 55 Kw,供电电压 660/1140v5采煤机MXA-300/3.5采高 23.5m,截深 0.8m，总功率 300kW，额定电压 660/1140V6乳化液泵站MRB-125/31.5电机功率 75KW，额定电压 1140V，额定流量为 125L/min7喷雾泵站PB-125/63额定流量 125L/min，每电机功率 75KW，额定电压 1140V。8变压器KBSGZY500/6额定功率 500KW，电压级别 6/1.2KV9可伸缩胶带输送机BLT14003.5/3375输送能力 1200t/h，带速 3.5m/s，3375KW，L=3000m，B=1400mm 10开关KBZ-400/1140额定电压 1100V；额定电流 600A524.2.4 采煤工作面劳动组织工作面循环方式和作业方式工作面采用“三班采煤、一班准备”的作业方式，即“四六”工作制，每班工作时间6h。一采区采煤班进 2 刀，即完成 2 个循环，每天进尺 2.4m。劳动组织劳动组织形式：分段追机作业。劳动组织见表 4-7-1。 劳动组织表劳动组织表 表表 4-2-2班次人数工种一班二班三班四班合计班长22206采煤机司机22217刮板机司机1113转载机司机11125胶带机司机1113支架工22228电工11147泵站工11114端头工222410机械工11136放煤工22217合计1616161866534.3 巷道掘进与掘进机械化掘进工作面个数矿井达产后，为使采、掘、开不致失调，设计安排一个开拓工作面、一个掘进工作面，采掘开比例为 111。开拓与掘进工作面主要设备有： 煤电钻、凿岩机、局扇、耙斗装岩机、锚杆打眼安装机、砼喷射机、污水泵、调度绞车、发爆器等。井巷工程量 井巷工程量 矿井投、达产时井巷工程量总长度 3401m，其中煤巷 2343m 占 87.3%，岩巷 1058m占 12.7%，万吨掘进率 206m。井巷工程量见表 4-3-1。井巷工程量汇总表井巷工程量汇总表表表4-3-1投、达产时井巷工程量序号项目名称长度（m）体积（m3）比例（%）备注1井 筒378666812.62井底车场及硐室9741308924.73主要巷道及石门777932417.64采 区27391721832.65排水系统40548709.26供电系统12816883.27总 计540152857100煤 巷48434616187.38其中岩 巷558669612.79万吨掘进率(m/万t)20654采煤机械设备采煤、运输设备根据 9 煤层厚度大的条件以及使首采区尽快达到设计生产能力，首采区以一个 9 煤层综放回采工作面来保证产量。综放工作面配备 MXA300/3.5 双滚筒采煤机，SGZ730220 型可弯曲刮板输送机，运输顺槽配备 SSJ10002110 型可伸缩皮带输送机。支护设备9 煤层直接顶为大青灰岩，层厚约 7m，抗压强度 53.3Mpa/cm2，底板砂质泥岩厚约3.7m，抗压强度 20.7Mpa/cm2。顶板为硬质岩层，底板抗压强度较低。选用ZFS40001735 型放顶煤液压支架。工作面上、下顺槽口采用 ZT91001.73.5 型端头支架。掘进速度根据技术特征计算确定后，要求生产巷道掘进月进度为 500m。4.4 技术经济指标分析工作面技术经济指标，见表 4-8-1：55工作面技术经济指标工作面技术经济指标表表 4-4-1序号项 目单位数量或指标1煤层名称9 号煤层2采煤方法单一长壁采煤法3工作面长度m1504工作面推进长度m8505煤层厚度或采高m6.56煤层倾角度5107工作面循环进度m0.88采机截深m0.89日进循环数刀310日产量t275011月产量t7500012年推进度m79013可采期天33014在籍人数人9515日出勤人数人6616工作面回采工效吨/工4217工作面回采率9356第 5 章 通风与安全5.1 拟定矿井通风系统选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表 5-1-1。各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件 表表 5-1-1通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条 件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km） ，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道5758风机工作方式主要通风机的工作方式分为三种：压入式、抽出式、混合式。抽出式主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当一旦主扇因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全，压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。压入式主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理困难，且漏风较大，用抽出式通风，就没有这种缺点。压抽混合式在入风井口设一风机做压入式工作，回风井口设一风机做抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。矿井通风系统的选择9 煤在补 30 孔勘探取样沼气可燃值为 1.10mL/克燃值、CO2为 0.28mL/克燃值，为低沼气、低二氧化碳级。无自燃发火倾向、无煤尘爆炸危险性，且无地温异常区及高温区。根据以上情况及矿井开拓方式，通风系统选择通风阻力小、漏风小、安全性好的抽出式通风，中央并列式通风方式，矿井通风系统线路为：新鲜风流主、副井井底车场主、副石门上山工作面运料顺槽、工作面皮带顺槽工作面工作面回风顺槽回风上山回风石门回风井掘进工作面上采用独立通风，设计掘进工作面均采用局扇压入式通风。595.2 计算矿井总风量矿井总风量是指井下各工作地点的有效风量与各风路上漏风量的总和。对新设计的采区，应使各个用风地点的风量符合煤矿安全规程中关于人员所需风量、沼气、二氧化碳、一氧化碳和其它有害气体的安全浓度，各工作地点的空气温度范围，空气中煤尘的安全浓度，最低与最高风速的允许值以及各种漏风的允许值等规定。 矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各用风地点计算值乘以 1.15 就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以 1.15。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。即：Qkj=KQcj+QjjQdsQqt式中：Qkj矿井总风量，m/min；K风量备用系数，取 K=1.15；Qcj回采工作面所需风量，m/min；Qjj掘进面所需风量，m/min；Qds硐室所需风量，m/min；Qqt其它巷道所需风量，m/min；（1）回采面所需风量的计算采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。并取风速检验。矿井初步设计年生产能力 0.9Mt/a。该矿井绝对瓦斯涌出量为 1.782.77 m/min，平均涌出量 2.27 m/min，瓦斯涌出不均系数 1.56；二氧化碳绝对涌出量为 1.502.25 m/min，为低瓦斯矿井。按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过 1的要求计算。即：Qai=100QgaKai式中：Qai 第个回采工作面实际需风量，m/min；60Qgai该采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m/min，取 2.27m/min；K 该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取 Kai1.56；工作面需风量：Qa=100QgaiKai=1002.271.56=355m/min =6 m/s按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合表 5-2-1 要求。采煤工作面空气温度与风速对照表采煤工作面空气温度与风速对照表 表表 5-2-1工作面温度()151518182020232326工作面速(m/s)0.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8按下式计算：Qai=60VaiSaikai式中：Vai回采工作面风速，取 Vai=1.2 m/sSai第 i 个回采工作面平均断面积，取最大和最小控顶时有效断面平均值 Kai第 i 个回采工作面的长度系数，取 1. Sai=( Lmax +Lmin）/2HK式中：Lmax最大控顶距，Lmax =5.68m ；Lmin最小控顶距，Lmin =4.78m；H回采工作面平均采高，H=2.5m；K回采工作面的有效断面系数，K=0.8。 则： Sai=（5.68+4.78）/22.50.8=10.46 m2Qai=501.210.461=627.6 m3/min=10.5 m/s按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa=4Nai式中：4每人每分钟供给 4 m3 的规定风量，m/min；Nai第 i 个工作面同时工作的最多人数，交接班时人数最多，取 Nai =60 人。故工作面风量为：Qa=460=240 m/min 61由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa=10.5 m/s 按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为 0.25 m/s，最高风速为 4m/s 的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2550Sai m/min Qmax450Sai m/min式中：Sai第 i 个工作面的平均断面积 m2，Sa=10.46 m2130.7 m/minQa2092 m/min由风速验算可知，Qa=10.5 m/s 符合风速要求。掘进工作面需风量压入式通风掘进头所需风量或风筒出口的风量为：faQ237.8./ ,faaQA L St（）式中：A工作面一次爆破炸药消耗量，10kg/m；S掘进巷道断面，12.5；t通风时间，min，一般取 2030 min；从工作面至炮烟稀释到安全浓度的距离。可按下式计算，aL400A/S，m 如巷道实际长度 L 小于式中的，应用 L 代替。aLaLaL该煤层掘进硬度 f2-3，掘进断面 12.5 ，查阅煤炭井巷综合预算知一次爆破炸药消耗需要量 A 为 10/m，故390.24 maL=151.4 m/min237.8/30faQ10（390. 24 12. 3）按同时工作的最多人数计算： Q4N 430120 m/min式中：N工作面同时工作的人数，取 30 人。按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过 1的要求62计算。即： Qai=100QgaiKai式中：Qai第个掘进工作面实际需风量，m/min；Qgai该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，取 2.27 m/min；Kai该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取 Kai1.56。工作面需风量：Qa 掘=100QaiKai=1002.271.56=354 m3/min =5.9 m/m按炸药量计算Qai=25Agai式中：Qai第个掘进工作面实际需风量，m/min；Agai掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg/m, 查阅煤炭井巷综合预算知一次爆破炸药消耗需要量 Agai 为 10kg/m； Qai=2510 =250 m/min按照风速验算根据上述计算结果，应取最大风量为 354 m/min。.按最低风速验算：Q1SV112.50.2560=187.5 m/minQ 式中：Q1巷道最低风速所需要的风量；Q2巷道最高风速所需要的风量；S巷道设计断面积，12.5； V1最低风速要求，煤巷取 0.25 m/s；V2最高风速要求，煤巷取 4 m/s。综上：本设计取 6m3/s 足以稀释掘进工作面的炮烟、瓦斯以及其它有害气体，使掘进工作面有个良好的环境。 硐室需风量煤矿井下硐室需要独立回风的峒室主要有：采区变电所、采区水泵房、炸药库等。按矿井实际经验值给风量，对这些硐室配风如下：63采区变电所：80 m/min；采区水泵房：150 m/min炸药库：120 m/min。其它巷道所需风量依据风量计算：回采工作面供风量为：630 m/min；掘进工作面供风量为：360m/min；采区变电所：80 m/min；炸药库：120 m/min；采区水泵房：150 m/min，其中两个掘进巷道，一个回采工作面。Qqt 即其它巷道所需风量之和，主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风，由下式计算：Qqt=5%（Q 采+Q 掘Q 硐） 得其他巷道所需风量为 120 m/min矿井总风量计算根据计算的各用风地点风量，矿井总风量为：Q=(630+3602+80+120+150+120)1.2=2480 m/min=38 m/s取矿井总需风量为 38 m/s。5.3 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算矿井通风总风阻力是指风流由进风口起到回风井口止，沿一条风流线路各个分支的摩擦阻力和局部阻力之和。矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以在选择矿井通风机之前必须首先计算井巷内通风总阻力。计算原则进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内（1525 年） ，既能克服矿井的最大阻力（既通风困难时期） ，又能保证矿井在最小阻力（既容易时期）的情况下通风机的效率不低于 0.70，所以必须计算这两个时期的总阻力；确定矿井通风容易时期和困难时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，64主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期；确定计算阻力路线。根据所给出的两个时期通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大、巷道总长度最长的线路计算最大阻力，不必计算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时，才需要计算出所有线路的阻力，比较后得出最大阻力。计算时先选定的路线上（容易和困难时期分别选定） ，从进风井口到回风井口逐段编号，然后对各段井巷进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风容易和困难时期的井巷通风 Hrmin 和 Hrmax；如果矿井服务年限长，则只计算投产后的 025 年内通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。容易和困难时期阻力计算按照风流经过巷道时产生阻力的方式不同，可分为摩擦阻力和局部阻力，摩擦阻力一般占矿井通风总阻力的 90%左右，是选择通风机的主要参数，可由下式计算： Hr=LUQ2/S3=RQ2式中：Hr摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数，Kg/ m；L巷道长度，m；S巷道净断面面积，m2；U巷道净断面周长，m；R井巷摩擦风阻，NS2/m8；Q通过巷道的风量，m/s；主要通风机的选择是工作风压要满足最大的通风阻力，因此先确定通风容易时期和通风困难时期的最大阻力路线。两个时期通风线路如图 5-3-1、5-3-2：65图图 5-3-1 通风容易时期线路通风容易时期线路 图图 5-3-2 通风难时期线路通风难时期线路 66矿井最大阻力路线根据采区巷道布置图，得出各时期最大通风阻力路线为：；新鲜风流主、副井井底车场主、副石门上山工作面运料顺槽、工作面皮带顺槽工作面工作面回风顺槽回风上山回风石门回风井下面沿最大阻力路线分别计算通风容易时期和通风困难时期的通风阻力，计算出矿井在不同时期的摩擦阻力，考虑到适当的局部阻力系数，按下面分别计算出两个时期的井巷通风阻力： hrmax=khfrmax式中：hrmin矿井最小通风阻力，pa；hrmax矿井最大通风阻力，pa；k局部阻力系数，通风容易时期取 1.1，困难时期取 1.15；所以，通风容易时期： hrmin=1.1459.59=505.55pa 通风困难时期： hrmax=1.15654.66=752.86pa。在进行矿井通风总阻力计算时，不计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路。但必须是选择矿井达到设计年产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。根据两时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出个区段井巷摩擦阻力：式中：L、U、S分别为各井巷的长度、周长、净断面积；摩擦阻力系数；Q各井巷和硐室所通过的风量分配值；其总和为总摩擦阻力，即是：hme=h0-1+h1-2+h2-3+h3-4+hn-（n+1）各区段井巷风阻Rfi=LU/S3hme=1.1hf1=1.1481.89=530.08Pahmd=1.15hf2=1.151320.45=1518.52Pa根据通风系统，对各阶段进行通风阻力计算，见表 5-3-1、表 5-3-267容易通风时期矿井通风阻力计算表容易通风时期矿井通风阻力计算表 表表 5-3-1时期序号巷道名称支护形式 (Ns2/m4104)L (m)U (m)S (m2)S3 (m2)3Rfi (Ns2/m8)Q (m3/s)Q2(m6/s2)hfi(Pa)V(m/s)1副井砼0.0423717.323.76134130.012287849.411.182主井砼0.0423715.719.6375700.020101002.00.513井底车场锚喷0.01214214.213.826280.00935122511.02.534轨道石门锚喷0.01218814.213.826280.012204004.81.455运输石门锚喷0.01217612.6511.716010.017121442.451.026轨道下山锚网0.01225212.6511.716010.024183247.781.547运输下山锚网0.01225212.6511.716010.024121443.461.038运输顺槽锚网0.01487011.07.44050.3286420.481.089材料顺槽锚网0.01787010.57.03430.4510100451.4310工作面支架0.033158141217280.0421832413.61.5011回风顺槽锚网0.01383011.07.44050.293090026.14.0512回风巷锚喷0.012130111217280.00938144412.993.17容易时期13回风井砼0.0423715.719.6375700.01938144427.441.94hf2=hfi=190.86Pa68困难通风时期矿井通风阻力计算表困难通风时期矿井通风阻力计算表 表表 5-3-2时期序号巷道名称支护形式 (Ns2/m4104)L (m)U (m)S (m2)S3 (m2)3Rfi (Ns2/m8)Q (m3/s)Q2(m6/s2)hfi(Pa)V(m/s)1副井砼0.0423717.323.76134130.012287849.411.18主井砼0.0423715.719.6375700.020101002.00.512井底车场锚喷0.01214214.213.826280.00935122511.02.533轨道石门锚喷0.01218814.213.826280.012204004.81.454运输石门锚喷0.01217612.6511.716010.017124002.451.025轨道下山锚网0.012190012.6511.716010.1801832458.32 1.54运输下山锚网0.012190012.6511.716010.1801214425.921.036运输顺槽锚网0.017180011.07.44050.3286420.481.08材料顺槽锚网0.017180010.57.03430.4510100451.437工作面支架0.033158121113310.0471832413.61.508回风顺槽锚网0.13180011.07.43430.293090026.14.059回风巷锚喷0.0121750141217280.170381444245.483.17困难时期11回风井砼0.0423715.719.6375700.01938144427.441.94hf2=hfi=492.00 Pa695.4 矿井通风设备的选型计算通风机风量及风压 风量：初期： Q1=KLQK= 1.1538=43.7 m3/s 后期： Q2=KLQK= 1.1548=55.2 m3/s静压：初期： H1=H01+h+ =190.86+147.2=338.06 Pa 后期： H2=H01+h+ =492.00+147.2=639.20 Pa式中：h通风设备阻力损失 147.2 Pa初选通风机根据所需要通风机风量和静压，选择 BK6NO18 型轴流式通风机两台，其中一台工作，一台备用。确定通风机的运转工况点计算网路特性系数初 期： R1= H1/Q2 =338.06/ 382 =0.23412 后 期： R2= H2/Q2 =639.20/ 482 =0.27734列出网路特性曲线方程 初 期： H= R1 Q2=0.23412Q2 后 期： H= R2 Q2=0.27734Q2绘制网络特性曲线，它们与风机的特性曲线的交点分别为 M1和 M2，即为矿井初期和后期的工况点，如图 5-4-1 所示。初期工况点 M1点：Q1=38 m3/sH1=338 Pa1=57%n1=980 r/min后期工况点 M2点：Q2=48 m3/sH2=639 Pa2=58%n2=980 r/min70图图 5-4-1 通风机性能曲线通风机性能曲线选择电动机初期： N1 =K Q1 H1 /（1000）=1.1538420/(10000.57)=34.74 kW式中：通风机实际运行的效率K电动机能力备用系数 K=1.15后期： N2 =K Q2 H2 /（10002C）=1.1548498/(10000.58)=57.76 kW选择 YB315S6 型电机，电机功率为 75 kW，转速为 980 r/min。5.5 计算矿井通风等积孔矿井风阻值计算如下：R=hr/Q2式中：R矿井风阻，Ns2/m8； hr矿井总阻力，Pa；Q矿井总风量，m3/s；71根据前一节计算的风量和阻力值，可分别计算出矿井在不同时期的风阻值，计算结果见表 5-5-2。通风等级孔计算等级孔是衡量矿井通风难易程度的数值，可由下式计算：A=1.19Q/hr式中：A等级孔，m2；等级孔值越大说明通风越容易；值越小，通风越困难。根据表 5-9，利用矿井等级孔值判断各个时期的通风难易程度。等级孔计算结果列入表 5-10，然后说明矿井在不同时期的通风难易程度。矿井通风难易程度分级矿井通风难易程度分级 表表 5-5-1矿井通风难易程度矿井总风阻 Rm/NS2/m-8等积孔 A/ m2容易2中等0.3551.42012困难1.4201阻力值和等级孔阻力值和等级孔 表表 5-5-2时期风量 m3/s总阻力 Pa风阻 NS2/m-8等积孔 m2难易程度容易时期38190.860.13213.305容易困难时期48492.000.21352.575容易5.6 概算矿井通风费用矿井通风费用以吨煤成本计。吨煤成本主要由以下费用项目构成电费（W1）吨煤的通风电费为主要通风机年耗电量及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，公式如下： 元/t式中：E主要通风机年耗电量，通风容易时期和通风困难时期共选一台电动机时：E= 72=94659 KW/h D电价，0.6 元/KWT矿井年产量，t；E局部通风机和辅助通风机年耗电量；E局部通风机和辅助通风机年耗电量；v变压器效率，取 0.95；w电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，本矿选 0.92。通风成本计算表通风成本计算表表表 5-6-1总成本每年的折旧费（元）序号设备名称计算单位数量单位成本设备费运输安装费总计服务年限（年）基本投资折旧费大修理折旧费1通风机台275 万150 万1 万15110147980377502电动机台220 万40 万1 万41104018010250设备折旧费通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关，可采用表 5-6-1 格式计算。吨煤通风设备折旧费W2=(G1+G2)/T=311190/300000=1.04 元/t材料消耗费用包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费为：W3=C/T=200000/300000=0.66 元/t式中：C 材料消耗总费用，元/a。通风工作人员工资费用矿井通风工作人员，每年工资总额为 A（元） ，则一吨煤的工资费用 W4为：W4=A/T=300000/300000=1 元/t每吨煤的通风仪表的购置费和维护费用=0.4 元/t73矿井每采一吨煤的通风总费用 W 为：W=W1+W2+W3+W4+W5+W6 =0.45+1.04+0.66+1+2.3+0.4=5.85 元/t。5.7 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施预防瓦斯搞好通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流，配备必要的安全仪表与瓦斯监测仪器，建立完善的测风设施。使用安全炸药，放炮前检查瓦斯浓度。确保通风设施完好，保证发事故时的有效反风。下井人员配备隔离式自救器。井下使用MA标志的电器设备。防火完善通风系统，减少漏风，及时密闭废巷及采空区，防止风流串入。井下建立可靠的消防洒水系统。井下主要机电硐室采用不燃性材料支,工配备一定的消防器材，通道内设置防火栅栏两用门。井底车场设置消防材料库，配备足够的消防器材。防矿尘根据煤尘爆炸性鉴定，本井田各煤层均具煤尘爆炸危险性，因此设计提出如下防止煤尘爆炸的措施：井下建立防法洒水系统，在煤流各转载点设置喷雾洒水装置。回采工作面采煤机喷雾系统必须完善可靠。巷道掘进工作面必须采用湿式打眼、水炮泥爆破、放炮后及是喷雾洒水，采掘工人佩带防尘帽及防尘口罩。加强通风管理，严格控制风速，增大风量或改变通风系统时，必须相应的调节风速，防止煤尘飞扬。对容易积存煤尘的地点定期清扫，冲洗、刷浆。74防治水开采区域的突水系数应在 0.06 兆帕范围内。对于构造、冲积层等留设足够的隔离煤柱。井下中央水泵房设置与涌水量相符的排水能力，保证矿井有足够的排水能力。井下中央水泵房、变电所通道内设置密闭门硐室。井下巷道内设置明显避灾路线标志，井下各工作场所设置声光报警仪，井下一旦发生透水时，组织人员及时撤离。掘进工作面配备探水钻，施工中应坚持“先探后掘、有疑必探”的原则，工作面配备注浆泵，对底板进行加固，提高隔水层强度。预防顶板冒落事故局部冒顶事故的防治局部冒顶范围虽然较小，但它所占冒顶事故死亡的比例却很大。防止这类事故发生的难度比大型冒顶事故要难得多。造成局部冒顶事故的随机因素非常复杂，往往出现难测的变化。因此，就得要求人们的工作做得很细，对采、支、回等主要工种人员要反复进行局部冒顶机理的教育，要总结防治局部冒顶的经验，把局部冒顶事故的发生控制在最小的范围。防治措施a.从地质方面要尽可能查明是否有镶嵌形顶板结构，以便制定作业规程和操作规程，以及选择支架型式时，制定出有针对对性的措施和作出有针对性的设计。b.选择支架型式时，必须选定能及时支护、超前支护的支架型式。c.明确规定支护操作人员必须先挂梁，所有人员不得在无支护区工作。大型冒顶事故的防治.在复合型顶板条件下，绝大多数冒顶事故是属于无显著矿压显现的冒顶事故。事故前兆隐蔽，只要客观条件具备，事故瞬息、防不胜防，对人身安全威胁极大。复合型顶板的安全和控制，防治冒顶事故的措施关于工作面布置应注意的几个问题a、要正确选择工作面的推进方向。在复合型顶板条件下，严禁爬山（仰斜）开采。爬山开采，使顶板产生向采空区方向移动的力，当复合顶板的冒落高度不能充填采空区，75尤其是冒落高度小于采高时，顶板向采空区方向移动就没有阻力，并带动其下的支柱向采空区倾倒，易形成大型推垮型冒顶事故。b、工作面下运输巷不得挑复合顶掘进。c、严禁上、下顺槽与工作面锐角相交。这种布置会出现一个三角带。在这个三角带中，由于一面是采煤工作在煤壁，另一面是断层煤柱或其它煤柱，因而出现在锐角尖部区域，支柱的承压值很小，相对的支柱稳定性很差。这个区域又随着工作面的推移，以一定值向上或向下转移，直至将斜交顺槽部分采空为止。在这个区间，每天都存在初次放顶的问题。都存在着推垮型冒顶事故的危险。d、开切眼的支护问题复合型顶板的冒顶事故发生在开切眼中的比例是很大的。用锚杆加单体液压支柱支护可以有效解决这个问题。.回采工作面复合顶的安全控制a、提高支柱初撑力是防止顶板离层，杜绝推垮型冒顶事故的基础措施。b、初次放顶期间，沿工作面倾斜方向，分段布置锚杆，使复合顶的软顶与硬顶连在一起形成整体，以防止顶板离层或下滑。c、初次放顶期间如采高有选择余地，应适当降低采高，以 1.4m 左右为宜。d、复合顶下初次放顶期间的控顶距离要适当增大，最低不应小于 56 排柱或56m。5.8 矿井下安全避险“六大系统”矿井监测监控系统按照 煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007）的要求，建设完善安全监控系统，实现对井下瓦斯、一氧化碳浓度、湿度、风速等的动态监控。2.矿监测监控中心实行 24 小时值班制度，当系统发出报警、断电等异常信息时，能够迅速判别原因，并及时向矿调度和相关领导汇报。井下人员定位系统 按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范 （AQ1048-2007）要求，实现井下人76员、机动车辆定位管理，并将定位及考勤系统实时数据上传至数据存储管理中心。紧急避险系统 建设以避难硐室为主的井下紧急避险系统。避难硐室分盘区和采掘工作面两类。每个盘区都必须施工采区避难硐室。避难硐室要配备向外开启的隔离门、隔离式自救器、压风 自救系统、直通调度通讯系统、供水系统等，额定人数要满足所服务区内同时工作最多人员的避难需要，并保证在无外部支持的情况下维持避难人员生存 96 小时以上。矿井压风自救系统在现有的压风系统上，按照所有采掘作业地点灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步完善压风自救系统。所有采掘地点都要设置压风管路和供气闸阀，并对压风管路采取适当的保护措施，防止灾变破坏。矿井供水施救系统按照煤矿安全规程建设完善消防、洒水、供水系统。所有采掘工作面和其他人数较集中的地点设置供水闸阀，确保各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。通讯联络系统按照灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，主、副井调度室、采区变电所、 水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面应安设电话。井下避难硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所必须设有直通矿调度室的电话。77第 6 章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型6.1 矿井提升设备选型本矿井设计井型为 90 万吨/年，考虑设置一对井筒进行提升，即主井和副井进行提升。主井采用箕斗提升，主要负责提煤；副井采用罐笼提升，负责提矸、下料、升降设备和人员等各种辅助提升提升为主井和副井提升，运输大巷水平为-130 水平，轨道大巷水平为-130 水平，地面井口标高为+106m，提升高度为 236m，故应采用立井多绳绞车式提升，副井筒也采用多绳绞车式提升机进行提升。6.1.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料该矿井设计生产能力为每年 90 万吨，年运输矸石 13 万 t，辅助运输通过 1.5t 固定式矿车、平板车和材料车来完成。煤的散体容重为 1.37t/m3，矿井工作制度为：一年工作日为 330 天，每天净提升时间 18 小时，每天 4 班作业，每班工作 6 小时，井下轨道大巷水平为-130 水平。6.1.2 提升设备的选型计算主立井提升容器确定一次合理提升量jfTntacAQ3600式中： 矿井设计生产能力,t；A 提升不均衡系数,箕斗井为 1.11.15,取 1.15；c 提升富裕系数,第一水平取 1.20；fa 日提升小时数,取 18h；t 年工作日数,取 300d；n78 一次循环时间,s；jTuaVVHTjjj式中：H提升高度，m；箕斗井： ZSXHHHH式中：矿井开采水平垂直深度，m；sH卸载水平至井口水平距离，m，取 20m；xH装载水平至井底车场水平距离，m，取 20m；zH最大提升经济速度，其中；jVHVj4 . 0加速度，取 0.8m/s ；a2箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取=10s；uu休止时间，s，取 10s；箕斗休止时间箕斗休止时间表表 6-1-1箕斗规格（t）5 及以下59121620休止时间（s）810121620所以： =400+20+20=440mZSXHHHH=8.39m/sHVj4 . 04404 . 0=83suaVVHTjjj10108 . 039. 839. 8440所以： =11.35tjfTntacAQ3600833301836002 . 115. 1101504选择提升容器规格尺寸根据值及煤的松散容重即可选用 9t 标准箕斗，根据表中斗箱有效容积，计算一Q次实际提升量：=QVQr 79式中： 煤的松散容重,取,其中 1.37 为煤的容重,为碎胀系数,取 1.1；r37. 1rVQ箕斗容积；满度系数，取 0.9；=1.28t/m31 . 141. 142. 1r所以： =11.5tQ1028. 19 . 0根据箕斗实际提升量，选择 JDG-9/1104 型单绳提升 9t 箕斗。副立井提升容器的确定副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为 GDG1.5/6/2/4 型 1.5t 矿车双层四车罐笼，其自重为 14t。要求最大班工人下井时间一般不超过 40min，最大班净作业时间，一般不超过5h（包括提人、材料、矸石） ，其中升降工人时间，按工人下井时间的 1.5 倍，升降其它人员时间，按升降工人的 20，提升矸石按日出矸量的 50；升降坑木、支架按日需量的 50。下井人数的确定因为该矿年产量为 90 万吨，且工作制度为“四六制”，三班采煤,一班准备。所以该矿总工作人员： n=6804330900000其中管理人员占 10，为 68 人。井下工人为 68068612 人所以下井最大工人数: 612/4+24177 人用提升人员进行验算：06040nnVHaVrjj式中：每罐提升人数，32 人；rn最大作业班下井人数，177 人；0n提升加速度，取 0.7m/s ；a2236+20256 xsHHH80式中：矿井开采水平垂直深度，m；sH卸载水平至井口水平距离，取 20m；xH稳罐附加时间，取5s；上下人员休止时间，取 36s；所以： 445177 人满足要求。rjjnVHaV6040以最大班净作业时间 5 小时验算a提矸石每班作业时间（小时）oqq36002TQtO矸式中：每日矸石提升量，t；0Q每次矸石提升量，t；0quHuVHT03. 3q式中：提升高度；=256mHHsH最大提升经济速度； V稳罐附加时间，=5s；uu休止时间，100s； =55.8 s100525603. 3qT所以： 0.18h6360028 .557 .140矸tb升降其他人员的时间 0.2t（min）人（60min）5 . 160q0rnTnt人=5.4min=0.09h5 . 164608 .55229人t0.2=0.26.3=1.26min=0.02h人t81c下坑木、支架按日需量的 50%计算；取 25min=0.42hd下炸药 24 次，取 4 次；保健车 24 次，取 4 次；运送设备 510 次，取 10次；其他 510 次，取 10 次；则：总计 4+4+10+10=28 次ht54. 036008 .5528所以总作业时间为：t总=0.18+0.09+0.02+0.42+0.54=1.25h7 验算通过)4708 . 1419000(8 . 94395004am副井罐笼验算得: =9 验算通过65. 9)47025. 2418436(8 . 95360004am卷筒及天轮直径卷筒及天轮直径应该满足：DJ80dc；DJ1200c式中：DJ天轮直径dc钢丝绳直径c钢丝直径主井： DJ8026=2080mmDJ12001.7=2040mm副井： DJ8028=2240mmDJ12001.8=2160mm查表选择 TZ2500/28(26.5)型号的天轮。6.2 运输设备选型本矿井采煤工作面每天生产 2750t 煤，工作 18h/d，所以，工作面每小时采煤153t。考虑到有增产的可能，所以输送机的小时输送能力应大于工作面小时的输送能力。各种设备选型特征如表 6-2-1、表 6-2-2、表 6-2-3 所示：85 可弯曲刮板输送机可弯曲刮板输送机 表表 6-2-1电动机型号运输能力 t/h出厂长度（m）设计长度（m）型号功率（KW）电压（V）SG730/264600150200YS1321322660/1140 可伸缩胶带输送机特征表可伸缩胶带输送机特征表 表表 6-2-2 输送带电动机型号运输能力 t/h出厂长度（m）宽度（mm）速度m/s台数功率（KW）电压（V）功率因数DX-35506008002.02402660/11400.86 顺槽转载机特征表顺槽转载机特征表 表表 6-2-3电动机型号机型出厂长度（m）小时运量 t/h型号功率（KW）电压（V）SZZ-730/132双边链43630KBY51321321140大巷运输设备本矿井年生产能力为 90 万吨，运煤采用皮带运输。辅助运输可选用 1.5 吨固定矿车和平板车，材料车等辅助车辆。 轨道运输大巷轨道大巷内的设备选型见表 6.2.4 和表 6.2.5 所示。 蓄电池式电机车主要技术特征表蓄电池式电机车主要技术特征表 表表 6-2-4型号粘着质（t）轨距（mm） 速度km/s功率（KW）电压（V）外形尺寸86XK86/110A86006.211211044310541550 矿车主要技术特征表矿车主要技术特征表 表表 6-2-5名称型号名义载重（t）最大载重（t）轨距（mm）轴距（mm）外形尺寸（mm）自重（kg）1.5t 固定矿车MG1.6A1.52.76007502400105012007181.5t材料车MC1.56A1.529006007502400105012005661.5t平板车MP1.56A1.5290060075024001050415527列车组成计算 在确定电机车粘着质量及矿车形式之后，可以根据运输条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来确定，分别为：按电机车的粘着质量。按牵引电动机的允许温升。按列车的制动条件。分别计算如下：a.按电机车的粘着力条件计算以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。paiwpQzhzh11. 0式中：机车粘着重量，t；p重车组质量，t；zhQ机车粘着系数，启动= 0.24；重列车起动时的阻力系数，取 0.0105；zhw轨道线路平均坡度 ，i = 3；i87列车起动时的加速度 ，= 0.04m/s2；aa所以： =107-8=99（t）804. 011. 0003. 00105. 024. 08zhQb.按牵引电动机允许温升条件计算PgiWTTFQdzhchzh)(1000式中：电机车小时牵引力，N；chF机车重量P电机车调车时的电能消耗系数，取 1.25；机车往返一次的运行时间，min；T列车往返一次的运行时间，min；重列车运行阻力系数，取 0.007；zhW等阻力坡度 一般为 23，取 2；di重力加速度，取 9.8 m/s2；g其中： kzhttTkPzhPVLVL75. 06075. 060式中：列车往返一次的运行时间，min；T加权平均运距，km，取 1km；PL重列车的运行速度，km/h，取 6 km/h；zhV空列车的运行速度，km/h，取 8 km/h；kV所以： =23min875. 0160675. 0160T列车往返一个循环中的休止时间，min，取5min；所以：)(20988 . 9)002. 0007. 0(5232325. 1100012800tQzhc.按列车制动条件计算根据煤矿安全规程 ，列车制动距88离，制动时不得超过 40m。在车组重量计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过 40m计算。列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为：TchLVb21)6 . 3(2式中：机车长时制运行速度，取=10Km/s；chVchV制动距离 ，运送物料时取 40m；TL所以： 096. 04021)6 . 310(2b按制动条件计算车组重量的最大值是：PiWbPQzhzh11. 0式中：重车组质量，t；zhQ机车重量，t；P机车制动时粘着系数,取= 0.17；重列车运行的阻力系数，取 0.007；zhW轨道的平均坡度，取 i3；i列车制动时的加速度 m/s2b由此：=199t8003. 0007. 0096. 011. 017. 08zhQ列车中矿车数量的确定0minGGQZzh式中：距三个约束条件确定的车组质量中最小者，t；minzhQ、分别为矿车的载重或自重，t；G0G所以： 台45718. 05 . 199Z电机车台数的计算89a.机车的加权平均周期运行时间kpzhpVLVLT75. 06075. 060式中：加权平均运距，km，取 1km；pL重列车的运行速度，km/h，取 6 km/h；zhV空列车的运行速度，km/h，取 8 km/h；kV列车运行一个循环中休止时间，min，取 5min；所以： =13.3+10+5=28min5875. 0160675. 0160Tb.每台机车每班可能运行次数： 次/班TTb60式中：一个工作班内的运输工作时间，不运人取7h；运人取 7.5hbTbT机车的加权平均周期运行时间，min；T所以：=16 次/班285 . 760c.班产量 AbA1 + A2 + An ， t/班式中：A1，A2，An各采区的班产量，t/班；因为只有一个采区生产，所以：AbA110.87.51701.381407t/班运煤采用皮带运输大巷电机车只负责运矸石和运人d.每班所需运送货载总次数班）（次/GZAKab式中：每班矸石产量，t/班；aA生产不均匀系数，取1.35；KK一列矿车的矿车数，取 16 辆；Z矿车载重，取 1.5t；G又因为： 0.10.11407140.7t/班aAbA所以： =8 次/班5 . 1167 .14035. 1b90e.每班运送总次数 次/班 人be式中：取 2人所以： 8+210 次/班ef.工作机车台数 10/16=1 台 取 1 台。eNg.备用与检修台数 =0.251=0.25 台 取 1 台。NN25. 0h.所需机车总台数 =1+1=2 台NNNe运输大巷皮带输送机能力计算目前，新型高强度带式输送机已普遍使用，其带强大大超过普通胶带，单机长度可超过 3km 以上，带速由过去的 2m/s 增至 2m/s 以上，运输量也大大提高以上,故这里采用新型高强度带式输送机运输。a.胶带输送机的确定原始资料：输送机长度 L1000m、倾角()，设计运输生产率 A (t/h)，货载的散集容重 r (t/m3)，货载在胶带上的堆积角()、货载块度(mm)。L=1000m A=600t/h =02 r=1.25t/m3 =30 =250mm胶带宽度： crVKAB式中：B胶带宽度， mmA设计运输生产率，t/h；r货载散集容重，t/m3；c输送机倾角系数，c=1；K货载断面系数，K=458(槽形)；V运行速度，m/s；V=2.5m/smmB420125. 15 . 2458600取带宽 B=1000mm；带宽除满足运输生产能力要求外，还需按物料的块度进行校核。对原煤：91其中=250mm)(2002mmBamxamx)(70020025021000mmB所以，带宽 B=1000mm 符合物料的块度的要求b.胶带运行阻力计算胶带输送机运行阻力计算示意图如图 5-1 所示：图中 3-4 段为运送货载段，胶带在这一段托辊上所遇的阻力为重段运行阻力，用表示；1-2 段为回空段，胶带在这段的zhW阻力为空段运行阻力，用表示。KW图 6-2-1 胶带输送机运行阻力两者表示如下： sin)(cos)(2LqqLqqqWdgdhsincos )( LqLqqWdgdK式中：输送机的倾角，在该段运行方向向上运输取正，反之取负；输送机长度,m；L、分别为槽形、平形托辊阻力系数； 单位长度的胶带上的货载重量，kg/m，可由q=A/3.6V 求出: q=66.66kg/mq5 . 26 . 3600每 m 长的胶带自重，=21.45kg/m；dqdq、 分别为折算到每 m 长度上、下托辊转动部分的重量，kg/m；gq gq (kg/m) (kg/m)gggLGq gggLGq式中：、分别为每组上、下托辊转动部分重量,kg；gGgG上托辊间距，m，取gL1.5m；92下托辊间距，m，取 2.5m。gLmkgqg/3.115.117mkgqg/8.65.217取0.03 0.025 =(66.66+21.45+11.3)10000.0319.8=30046.8N=3066kghW2=(21.45+6.8) 10009.80.0251=6921.25N=706.25kg KW胶带绕经滚筒也要遇到阻力。这一阻力包括由于弯曲时胶带本身的刚性阻力和滚筒轴承的摩擦阻力。此阻力可按下列公式计算。在导向滚筒上所遇到阻力：232)07. 005. 0(SW在传动滚筒上的阻力：即 4-1 段的阻力： )(07. 003. 0(1414SSW式中：、胶带在相应点上的张力，kg。2S4S1S胶带张力计算逐点计算法用逐点计算法计算各点的张力的一般步骤是：a.按逐点计算法找出与的关系1S4S= + + + -34S1ShW2kW2Wb.按摩擦传动条件找出与的关系1S4S)11 (14neSSua式中：n摩擦力备用系数，设计时取 n=1.151.2；由 =+3066+706.25+0.06（+706.25）=4S1S1S)11511871 (1S得：=5476.7kg =6182.95kg =6552.93kg =9619.93kg1S2S3S4Sc.验算按上述计算法求得hS2minmax2min8cos)(YLqqSgdh式中：重段胶带最小张力，kg；hS2min93重段两托辊间距，m； gL输送机安装倾角，；、分别为货载和回空胶带每米重量，kg/m；qdq胶带最大允许下垂度，计算时可取0.025maxYmaxYaL将上述数值代入式hS2min可得：=5（69.45+21.45）1.5=681.75kg cos)(52mingdhLqqS3S=521.452.5=268.125kgcos52mingdhLqS2S式中：、分别为重段，空段两托辊间距，m。gLgL由以上计算可知满足要求。牵引力及功率的计算对于图 6-2-1,所示的胶带输送机传动滚筒的圆周牵引力为14SSSSWLYO式中：胶带与滚筒相遇点的张力，kg；YS胶带与滚筒分离点的张力，kg。LS考虑主轴承摩擦阻力及胶带在传动滚筒上的弯曲阻力，主轴的牵引力为：)(05.003.0()(05.003.0(1414SSSSSSSSWLYLYO=9619.93-5476.7+0.04（9619.93+5476.7）=4747.1kg)(04.01414SSSSWO因此，电动机的功率为102VWNO式中：胶带运行速度；V传动效率 0.850.94。kwVWNO4.1039.010221.47471026.3 排水设备矿井中央水泵房设在-130 水平，采区水泵房处于-250 水平，矿井采用二级排水系统,即94由采区水泵房排至-130 石门，然后自流至中央水泵房，中央水泵房直接排至地面。即-250 采区水泵房辅运斜巷-130 石门-130 中央水泵房副井地面6.3.1 设计依据(1)矿井正常涌水量：Q=150m/h(2)矿井最大涌水量：Q=300m/h(3)灌浆脱水量：100m/h(4)排水口标高：+105.00m(4)泵房标高：-130.00m(5)排水管路长：250m6.3.2 设备选型正常涌水量时水泵所必须的排水能力：=206.4（m/h）2024172201rQQH1=K（H+5.5）=1.30（60+5.5）=85.15（m）根据和初选 MD350-432 型水泵，流量 Q=350m/h，扬程 H=106m。正常涌水量期间所需水泵的工作台数 n=0.72（台）206150QQr正常涌水量期间一昼夜内水泵工作时间=16.74（h）15024172QnQTrr排水管直径=0.226（m）36002288436004dvQD故选 MD350432 型水泵 3 台，其中 1 台工作，1 台备用，1 台检修，配YB315S-4 660V 110KW 型电动机。 排水管选用 2458 无缝钢管两趟，沿采区材料斜巷敷设。6.4 压缩空气设备根据矿井开拓、开采布置情况，地95面及井下均有用气设备，但是主要用气量集中在井下掘进工作面，井下有混凝土喷射机，凿岩机，风镐等风动设备。大水头煤矿采用集中压风站布置，压风机站建在平硐口约 60m 处，机房内布置四台 4L-20/8 型空压机，设计排气量为 20m/min,排气压力为 8kg/cm2，配有 2m储气罐三个，其中二台工作，一台备用或检修。冷却系统采用开启式循环冷却系统，装有 2BA-6型水泵，4.5KW 三套，两套工作，一套备用或检修，5L-40/8 型空压机一台，以备检修使用。设计排气量为 40m/min，排气压力为 8 kg/cm2。主管路为 108mm 的焊管，从地面敷设到井下各采掘工作面。核定依据（1）地面用风量为 3m/min；（2）井下一采区设一个岩巷掘进工作面，一个煤巷掘进工作面；岩巷掘进工作面的风动工具为：（3）煤巷掘进工作面的风动工具为：转子-混凝土喷射机 1 台 耗气量 8m/min/台MQT-70C 型锚杆钻机 1 台 耗气量 3.6m/min/台风动工具表风动工具表 表表 6-4-1风动工具耗风量(m/min)使用台数同时使用系数磨损系数漏风系数海拔高度修正系数ZY24 型凿岩机2.8411.151.21.157FG-8.3 风镐1.2111.151.21.157转子-混凝土喷射机8111.151.21.157MQT-70C 型锚杆钻机3.6111.151.21.15796第 7 章 环境保护7.1 环境现状葛泉矿井位于沙河市下解村附近，矿井下组煤试采区域位于西油村、大油村一带。井田东西走向约 3.8km、南北走向约 6.6km，面积 15.2km2 。 试采区地势平坦，西南高，东北低，地表标高介于+93m109m 之间。地表为新生界地层所覆盖，南部为冰渍垄岗地形，北部为沙河河床。塌陷区绝大部分在河套范围以内。区内有一条季节性河流沙河，流经本井田中北部,约占井田面积的一半，河水流向为西北至东南，沙河原为长年流水，地叉分合无常，因上游朱庄水库建成蓄水，故成季节性河流。本区属温带大陆性气候，夏季炎热多雨。历年最高气温为 42，一般出现在 7 月，历年最低气温为-21，出现在 12 月至次年 1 月，年平均气温为 18左右。本区年降雨量在 300600mm 之间，且集中在 7、8、9 三个月，其降水量占全年 80%左右，年蒸发量一般为 16002000mm 之间，5、6 月份蒸发量最大，一般为 300 至 500mm。冻结期为 11 月至次年 2 月，最大冻土深度为 0.44m，最大积雪厚度 150mm。年主导风向为东南，历年最大风速 18m/s。本区地震烈度为 6 至 7 度。7.2 主要污染源及污染物矿井在生产建设中主要污染源及污染物如下：废水矿井废水主要来源是井下排水和工业场地的生产、生活废水。井下排水主要污染物为井下采掘过程中产生的煤粉和岩粉等悬浮物，矿井正常涌水量为 200 m3/h，最大涌水量为 600 m3/h。生产、生活污水主要指办公楼、浴室、洗衣房、矿灯房等处排出的污水，主要污染物为：BOD5、COD 及 SS 等，污水量为 147.7 m3/h。废气和粉尘97工业场地大气污染主要是工业场地锅炉房的烟尘，2 台蒸汽锅炉，总发热量为4t/h。采用除尘措施，经消烟除尘后，满足锅炉烟尘排放标准中允许排放浓度不大于 600mg/hm3的要求。本场区内的粉尘源主要来自煤及矸石转载点，设计采取密闭和洒水除尘措施，即可控制粉尘污染。噪声污染工业场地噪声源主要为固定源噪声，根据声源类型和频带特征设计采用下列措施：通风机噪声：拟在排风道上装吸音材料，并设隔音操作间。压风机噪声：设计选用了新型螺杆压风机，该风机不但性能好而且噪音小，且在吸气口装有专用消声装置，加之压风机房的隔阻，对周围不会产生影响。锅炉房鼓风机、引风机安装消声装置。提升机房内设隔音操作间，提升机房的门窗采用双层玻璃，减缓噪音传播。固体废弃物矿井生产、生活产生的固体废物主要是矸石、锅炉灰渣及生活垃圾。虽然这些废物不含有毒有害成份，但粉状废料可随降雨产生的地面径流进入水体，使水中悬浮物大量增加，严重时可使水体产生暂时的污染。7.3 资源开发对生态环境影响与评价7.3.1 开采沉陷损害影响预测分析本矿井开采煤层属中厚煤层，开采后必然会造成地表塌陷和严重裂缝，塌陷范围一般距开采边界 50250m。地表塌陷对周围环境影响严重，生产中应重视对塌陷区的治理。除矿井工业场地等留设保护煤柱开采中要注意防护外面，对井田范围内的公路、供电线路等也要考虑采取“采后恢复”措施，组织人员及时维修养护。对于零星分布在井田范围内的民房等在开采中应视采动影响程度及时维修，必要时采取搬迁措施。7.3.2 开采沉陷对耕地损害的预计评价开采沉陷对环境的影响是多方面的，而土地是受其影响的一个较为重要的方面。开98采沉陷对地表土地，特别是对耕地的影响较严重，在高潜水位矿区，主要表现为下沉盆地积水，使大片土地不能耕种；在干旱的山区，主要表现为非连续的变形发育，使地表水土流失，农作物减产，土地使用价值降低。本矿井正常开采地段将会引起地面一定程度的沉陷，由于煤层埋藏深，地面沉陷缓慢，且塌陷区大部分位于河套内，不会对附近工农业生产带来大的影响，对局部低洼地带，沉陷后可能引起积水，届时可进行覆土回填。7.3.3 开采对建（构）筑物的损害下沉一般情况下，当建筑物所处的地表出现均匀下沉时，只要建筑物能承受回采过程中地表暂时的拉伸变形和压缩变形的作用，建筑物不会产生较大的附加应力，因而对地表均匀下沉区的建筑物不会造成损害。但若地表均匀下沉值较大，将会造成坑洼积水，特别是当下沉后的地表标高低于地下潜水位时，建筑物会长期泡在水中，不仅影响建筑物的正常使用，而且影响建筑物本身的强度，甚至会造成建筑物损坏或废弃。倾斜地表倾斜会使建筑物产生倾斜、重心偏移。特别对于一些底面积小的建筑物（如水塔、烟囱、高压输电线铁塔等） ，倾斜对其影响更为明显。如果倾斜使建筑物重心的投影转移到其基础底面以外，可能会造成建筑物倒塌。水平变形水平变形对建筑物的影响很大，尤其是拉伸变形的影响。水平变形通过建筑物基础的底面和侧面，使基础受到土壤的摩擦力、粘结力和被动土压力的作用，在建筑上产生附加的水平拉伸或压缩应力。建筑物越长，受到的附加水平应力越大。由于建筑物一般由脆性材料建成，抵抗拉伸变形的能力远比抵抗压缩变形的能力低，所以较小的地表拉伸变形就能使建筑物薄弱部分如门窗附近产生裂缝，一般地表拉伸水平变形大于1mm/m 时砖石承重的建筑物墙身上就会出现小的裂缝。虽然建筑物抵抗压缩变形的能力较大，但当压缩变形较大时，建筑物破坏也比较严重，会使门窗洞口挤成菱形，并产生水平裂缝，同时纵墙或围墙产生褶曲线、屋顶出现臌包曲率变形99地表曲率变形有正（凸）曲率变形和负（凹）曲率变形两种。在正曲率变形的影响下，建筑物基础的两端处于“悬空”状态，建筑物成为中部有支点的双悬臂梁见。在负曲率变形的影响下，建筑物基础成为两端支点的简支梁见。当曲率引起的附加应力超过其结构的承载能力时，建筑物会受到破坏，正曲率变形产生倒八字形裂缝，负曲率变形产生正